308采煤工作面回采作业规程.docx
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308采煤工作面回采作业规程
为了保证安全生产,依照《煤矿安全规程》、《操作规程》制定本规程。
凡本工作面作业人员、本工作面检查指导人员,必须学习掌握本规程。
第一章采面概况
一、工作面位置
本工作面位于西细庄井田东南部,为三采区第个八机采工作面,北侧至111采空区50米处止,南侧为303采空区隔离煤柱,西侧为306机采准备工作面,东侧为310机采工作面采空区隔离煤柱。
在回采范围内无小煤窑及采空区。
地面对应位置为荒地及部分耕地,但308运输巷6号导线点往里25米处到三采区集中运输巷为郑沟湾矿工业广场。
在回采过程中要按照国家规定留设合理的保护煤柱。
根据CK161钻孔资料黄土层厚度为50米,煤层上覆岩层厚度为121米;黄土层移动角按45°、岩层移动角按75°;煤层水平煤层;郑沟湾矿工业广场煤柱按三级保护留设煤柱。
经过计算L黄+L岩+L5=50+31+5=86米。
应留设保护煤柱86米。
二、回采范围
开采范围综合表
项目
单位
最大
最小
平均
备注
走向长度
米
376
310
343
倾向长度
米
110
110
110
煤层倾角
度
4
0
2
煤层厚度
米
3.34
2.3
2.82
采高
米
2.7
2.5
2.6
煤的容重
吨/米3
1.39
工业储量
万吨
11.7
可采储量
万吨
10
回采率86%
三、地质构造
本工作面无大的地质构造。
四、顶底板岩石性质
顶
板
伪顶
深灰色粘士质页岩,厚0.4-1.0米,极易冒落。
直接顶
深灰色砂质页岩,较坚硬,较完整,泥质粘士胶结,厚7-9米。
老顶
灰、深灰色细粒砂岩,含长石、石英,微黑云母夹砂质页岩粉砂岩,层理清楚,下部含植物化石,节理发育,局部有黄铁矿,零星分布,厚5-6米。
底
板
直接底
深灰色粘土质泥岩,含炭化及植物化石,厚0.8-1.2米。
五、水文地质情况
本工作面水文地质情况简单。
六、瓦斯、煤尘、自燃发火及其它情况
瓦斯情况根据冀煤安办(2007)38号文件对本矿瓦斯等级鉴定结果为底瓦斯矿井。
自燃发火情况根据唐冀安(仪表燃)检(2008)字第029号报告5号煤自燃等级为Ⅲ级。
自燃发火情况根据唐冀安(仪表燃)检(2008)字第025号报告5号煤不具爆炸性。
七、地质因素对采煤的影响
据工作面的顺槽及切眼掘进时的情况看,没有大的地质构造,本工作面地质情况简单,预计不会影响本工作面正常生产。
附图
308机采工作面巷道布置图
第二章采煤方法
一、巷道布置简述(附巷道布置图并注明各系统)
308运输顺槽与308轨道顺槽及308切眼已形成(见巷道布置图),两顺槽及切眼均采用锚网支护,工作面倾向长度110米。
二、采煤方法
采用走向长壁全部跨落采煤方法。
三、工作面支护及顶板管理
1、工作面支护:
工作面选用XDY-1TY/JK//D/Lr型悬移支架为基本支架,通过三采区以前回采工作面的矿压观测及回采情况,308工作面直接顶厚度为8.7m,基本顶的厚度为5.3米。
根据理论计算:
初压:
PT=hz
+hE
L0/4LK
=8.7×2.5+5.3×2.5×32/4×3.3
=21.75+424/13.2
=53.87t/m2
=0.53Mpa
周压:
PT=hz
+hE
L0/2LK
=8.7×2.5+5.3×2.5×12/2×3.3
=21.75+159/6.6
=45.84t/m2
=0.45Mpa
正常推进:
PT=hz
fz
=8.7×2.5×1.6
=34.8t/m2
=0.34Mpa
根据310工作面现支架的间距按0.9米计算。
支护强度:
RT=(38×1000×3.14×0.062×4+31×1000×3.14×0.052×sin75×0.8)
3.3×0.9
=526.13KN/m2=0.52Mpa
端头支护强度:
〔38×1000×3.14×0.062×4+31×0.052×3.14×1000×(1+sin750)×0.8〕÷(3.9×0.9)=556.25=0.56Mp
初压支护强度:
RT=(38×1000×3.14×0.062×4+31×1000×3.14×0.052×0.8)÷(3.9×0.9)=644.07KN/m2=0.64Mpa
根据以上计算架间距为0.9米,能达到正常推进及周压时支护强度。
308工作面和三采区以前的回采工作面顶板情况基本相同,正常推进及周压时支架间距取0.9米,为防止漏矸,为保障支架稳定每架支架加一根DZ28单体液压支柱,从工作面推进开始,在顶梁上铺用12号铅丝编织成的菱形金属网,和原巷内钢筋网连好。
网孔规格为40×40mm。
网沿倾向搭接500mm,沿走向搭接200mm,网间采用16#铅丝双丝双扣联接,网扣间距为100mm。
在初压时须在工作面中部80米范围内,每架支架的加强柱窝内加一根¢120mm,支架支柱,经计算支护强度为0.63Mpa,亦能满足初压时要求。
戗柱必须用铁丝与支架捆牢。
2、超前支护:
轨道顺槽内距工作面20米范围内采用DZ28型单体液压支柱配“
”型钢或11号矿工钢铰接顶梁双排支护,一梁二柱,排距1.5米,柱距1.0米,顶梁的方向必须和巷道中线垂直,顶梁必须铰接,梁与支柱用铁丝栓牢。
运输顺槽内距工作面20米范围内采用DZ28型单体液压支柱配“
”型钢或11号矿工钢铰接顶梁双排支护,一梁三柱,排距1.5米,柱距1.0米,顶梁的方向必须和巷道中线垂直,顶梁必须铰接,梁与支柱用铁丝栓牢。
3、端头支护:
刮板输送机机头3架XDY-1/JK/D/Lr端头支架,梁长3.5米机尾采用普通液压支架,支架间距为0.9米。
4、尾巷支护:
采用密集支柱加戗柱配HDJA-1000金属铰接顶梁,支柱为DZ28单体液压支柱,柱距500mm。
最大控顶距为3.67米,最小控顶距为3.07米,端面距为0.27米,放顶步距0.6米。
四、回采工艺
工作面煤层平均厚度为2.7米,一次采2.6米(留底煤回采),工艺流程:
联网→割煤(装煤)→伸前探梁→推溜→移架。
1、工作面落煤及装煤:
选用MWG160/375-W型采煤机落煤,利用滚筒旋转将煤装入运输机内,实现工作面的落煤、装煤和运煤。
采煤机前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,双向割煤。
技术要求:
A、进刀方式:
在工作面端头自开切口,斜切进刀,割三角煤,往返一次割两刀。
B、截深:
0.6米。
C、工作面割煤要沿顶割平。
D、要注意找顶煤,正常情况下不得留伞檐,在工作面要尽可能上扬滚筒,以减小伞檐宽度,伞檐最大宽度不得超过200mm,长度不超过1000mm。
E、工作面遇有变化,顶板破碎及片帮地点机组要放慢速度,以移架工序为主,适当降低采高,控制好顶板。
F、采煤机滚筒上的截齿要保持锐利齐全,丢失或损坏及时更换补齐。
G、机道宽度为1.46米。
2、移溜技术要求:
移溜滞后采煤机割煤15米以上。
移溜时要保持弯曲长度不小于15米,并不得出现硬弯,溜子的弯曲度不得大于3度,以防刮板脱槽或溜子脱节,移溜要在溜子运行中进行(拉机头、机尾除外),溜子要移成一条直线。
移溜要沿割煤方向单向顺序进行,不得由两侧向中间移。
移溜步距为0.6米,移溜完毕及时将推溜器操作手把“回零”。
3、移架技术要求
工作面移架采取分段追机方式,一般滞后采煤机滚筒15米,将支架移成直线。
移架过程中要对支架进行调整,确保支架迎山有力(迎山角3—5 度)与工作面保持垂直。
支架各部件保持完好,动作灵敏可靠。
架间高压胶管吊挂整齐,架间、架前浮煤清理干净,无器材杂物堆积。
采用本架操作。
4、工作面班生产能力的确定:
A=110×2.6×0.6×2×1.39×0.97=463吨/班
本工作面平均长度为110米,采高为2.6米,采煤机截深为0.6米,班进两个循环,煤的容重为1.39吨/米3。
5、支架规格质量要求
①铰接顶梁必须齐全有效,且铰接完好。
支架与梁,梁与网用铁丝绑牢。
②单体液压支柱必须完好,不准使用泄漏柱子和其它不完好柱子。
③支架间距及排距应控制在设计值±100mm范围内。
④工作面悬移支架的初撑力不小于900KN(支架工作阻力的60%),超前支护的单体液压支柱的初撑力不小于90KN。
⑤工作面支架的支柱必须对齐,梁端必须对齐。
⑥尾巷密集支护的单体液压支柱三用阀与工作面平行,超前支护的单体液压支柱三用阀与巷道中线平行。
(卸液侧朝向采空区)
6、物料回收:
在工作面割煤前,必须先回收两巷的帮网和锚杆垫片,回收锚杆垫片时,必须由两人合作,一人回收、一人观山,有片帮煤先处理片帮,确定煤壁及顶板稳定后,用锤子敲打木楔,将垫片取出,然后卷起两巷帮网0.6米。
当帮网达到正块网时,从煤壁上取下,回收的物料放入物料窝子,码放整齐。
7、采空区处理:
采用全部垮落法处理采空区配合以人工强制放顶
8、工作面支架规格图
五、回柱方法(回撤工作面顺槽内的超前支护及密集支柱)
工作面顺槽的单体液压支柱随工作面的推进采取人工回柱的方式进行回撤。
回撤密集支柱采用人工回柱,人工回撤困难时须采用回柱绞车回撤。
六、初次放顶
初次放顶距离:
参考我矿以前回采工作面的推进情况,工作面直接顶初次跨落步距为8米,在工作面推进7米时,必须进行人工放顶。
七、初采期间安全技术措施
1、在初采期间采高必须控制在2.3-2.4米之间。
2、在工作面推进7米时,工作面中部80米范围内,在加强柱窝内加支架支柱直径¢120mm。
3、初采期间,生产技术科、安全管理科、机采大队队长、副大队长、技术员跟班作业。
4、初采期间工程质量要求:
(1)采高必须控制在2.3-2.4米之间。
(2)每组支架的初撑力必须达到900KN以上。
超前及密集支护的单体支柱初撑力必须达到90KN以上。
(3)顶梁上必须铺菱形金属网,金属网必须搭接,搭接处必须用14号铅丝连接,连接必须采用双丝双扣,连接铁丝间的距离不得超过100mm。
(4)工作面煤壁必须割平割直。
5、在支架注液过程中,在支架与顶板接实后,必须加压3秒钟,保障支架达到初撑力要求。
6、在推进过程中,如发现端面距范围内顶板有冒落预兆,需在支架前探梁上背板,以防止顶板冒落。
如遇顶板破碎,则需在端面距范围内打靠帮柱子挑板梁的方式支护,(严禁用木托板与单体支柱配合使用)割煤后及时伸前探梁将板梁挑起,撤掉靠帮柱子,然后正式移架。
7、如遇顶板不平,必须用背板将顶板背平,防止悬移支架局部承载。
8、必须加强机电设备维修、保养,保障各设备运转良好,确保工作面正常推进。
9、参照我矿以前机采工作面的顶板状况,在采煤工作面推进7米时,如冒落高度小于3.75米(1.5倍采高)时,沿采煤工作面倾向冒落长度小于工作面长度的一半,必须采用爆破法进行强制放顶。
10、强制放顶时,在切顶线处沿切顶线方向布置单排炮眼,炮眼深度5.2米,向采空区方向仰角650-750,沿采煤工作面倾斜方向每3-5米打一个炮眼,装药量2.4kg/眼。
爆破时每一个炮眼一组。
11、强制放顶范围为整个采煤工作面。
12、强制放顶时钻眼应注意的事项:
(1)采用岩石电钻进行钻眼。
(2)在切顶线处顶梁间打眼。
(3)必须按本措施规定的眼位及角度、深度进行作业,钻眼完毕后,由当班安全员进行验收,以保障放顶质量。
(4)必须在打好眼以后,才能进行装药、联线工作,严禁钻眼与装药、联线及爆破平行作业。
13、放顶前必须各支架的戗柱打齐。
14、初次放顶后,在工作面推进过程中,如悬顶面积超过(2×5)m2冒落高度小于3.75米时,必须进行强制放顶,装药量及炮眼布置同初次放顶。
15、在爆破前后,必须加固支架,进行二次注液,保障工作面支架的初撑力达到作业规程要求。
16、采用瞬发电雷管配以煤矿用安全型导爆索进行引爆,正向起爆。
17、爆破应注意的事项:
(1)爆破前队长必须在机、轨顺槽内距采煤工作面75米处设置警戒,爆破工作未完成前,警戒人员不得干其它工作,不得擅自离岗。
(2)在爆破时,炮眼的最小抵抗线不得在支架内。
(3)爆破作业必须由专职的放炮员操作,放炮员必须持证上岗。
(4)放炮员必须随身携带放炮器把手或钥匙。
(5)放炮员必须将雷管、炸药分箱保管,且分别加锁,放在警戒线以外,并离开电气设备至少5米,管、药箱至少相距5米。
管、药箱必须上架挂牌管理、设专人看管,管药箱上架管理并挂牌。
(6)放炮母线必须随用随挂,且不得同电缆混挂。
(7)装药,联线必须两人配合,一人操作,一人观察顶板
(8)专职放炮员联线、放炮。
(9)放炮员必须认真填写放炮记录。
(10)装药工作未完成前装入眼内的雷管脚线必须短接,并悬空处理不得同金属接触。
(11)一次装配引药个数为能满足本次放炮即可。
(12)装配引药必须在顶板及支架完好,且离开机电设备至少5米的安全地点进行操作。
(13)装配引药必须用木棍从药卷顶部扎眼,装入雷管并把脚线短接。
(14)从成束雷管中抽取单个雷管时,必须先将雷管脚线顺好,拉住前端脚线,将雷管抽出,将脚线短接。
(15)所有炮眼必须使用水炮泥,炮眼封泥长度不小于1米。
(16)队长及放炮员必须最后离开爆破地点,放炮前,队长必须先清点人数,撤出所有人员,确认无误后,将人员撤至离爆破地点75米以外的有掩护的安全地点进行爆破。
(17)爆破前,必须将可移动的电气设备转移到安全地点,采煤机放在距溜尾10米处。
(18)放炮员接到放炮命令后,必须发出明确信号,等5秒后方可放炮。
(19)爆破后,如果拒爆,放炮员必须先解下放炮母线,并短接,取下放炮器钥匙等15分钟后,背好放炮器,沿线路由外向里进行检查。
(20)只有在采煤工作面炮烟散尽,队长及放炮员检查放炮地点的残爆、拒爆、顶板、通风、瓦斯、煤尘情况,确认无危险后,并由队长亲自将警戒人员撤回后,工作人员方可进入爆破作业地点进行下一步的工作。
(21)爆破后,必须检查采煤工作面的支护情况,发现倒柱或松柱,必须扶起,加固。
(22)残爆及拒爆严格按《煤矿安全规程》第三百四十二条的规定执行。
18、瓦斯检测的要求
(1)在每次爆破时均必须严格执行“一炮三检及三人连锁放炮”制,在每次爆破后,尤其是在爆破后对放顶处的瓦斯检测,以防止瓦斯的局部聚积。
(2)检测冒高处瓦斯浓度时,可延长吸管长度,用长杆挑至顶处,进行检测。
19、一组放顶完毕,必须由队长和安全员检查放顶质量,合格后,方可进行下一组的放顶工作。
20、强制放顶的要求
(1)放顶的高度不得小于4.0米。
(2)要求放顶线要直。
(3)放顶顺序为溜头到溜尾进行。
21、初压期间,矿压观测工必须每1小时向调度室汇报一次矿压表的数据,并及时收集采空区冒落、顶板破碎情况。
八、矿压观测
1、矿压观测内容
(1)工作面“三量”观测;
(2)工作面端面顶板破碎度观测(包括素描);
(3)支架工作状态的监测:
2、测区布置(工作面“三量”、支架载荷、活柱下缩量、顶底板移近量)
沿工作面长度布置3个测区,每个测区设3条观测线。
每个测区包括3架支架,从轨道巷起及机巷起,第9、10、11架,工作面中部3架相临支架。
工作面测区布置示意图见附图一。
工作面测区布置示意图
3、观测与监测方法
(1)“三量”观测按移架循环进行,每循环观测一次。
活柱伸缩缩量用米尺观测;支架载荷用尤洛卡公司的KBJ-60-Ⅲ-Ⅰ矿用数字压力计连续观测。
(2)沿工作面方向,每组安装尤洛卡公司的KBJ-60矿用数字压力计1块,对支架进行常规工作阻力监测。
(3)沿工作面方向,每隔10架,进行端面顶板素描与破碎度观测;包括:
煤壁片帮深度(c)、顶板冒落高度(h)、端面距(b)、顶梁第1接顶点距梁端距离(a)及顶板冒落宽度(d)等(见图四)。
每班观测一次。
端面顶破碎度观测示意图
4、成立在生产技术科领导下的矿压观测小组,组织机构如下:
组长:
吴志田
成员:
李兆兵 杜海斌 孙建林刘永清
矿压观测小组设在矿生产办公室。
矿压观测小组分三班对308机采工作面进行矿压观测。
第三章生产系统
一、通风系统
1、风量计算:
(1)按气象条件确定风量。
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温=327×1.5×1.0×1.0=491m3/min
式中Q采——采煤工作面需要风量,m3/min;
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/min;
Q基本——60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s);
(2)按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算。
根据《煤矿安全规程》规定,按回采工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的浓度不超过1%的要求计算:
(c-c0)=100×0.04×1.1=44m3/min;
式中:
Q采——回采工作面实际需要风量,m3/min;
q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量,m3/min;
KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。
本矿取1.1。
(3)按工作面温度选择适宜的风速进行计算:
=60×1.0×2.6×3=468(m3/min)
式中:
V采——采煤工作面风速,m/s;
S采——采煤工作面的平均断面积,m2。
(4)按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:
每人供风≮4m3/min:
Q采>4N=4×80=320(m3/min)
式中:
N——工作面最多人数,
按炸药量计算:
Q采=25×A=25×2.4=60(m3/min)
式中:
A—一次爆破炸药最大用量,(kg)。
25-每千克炸药不低于25m3的配风量。
根据以上计算,风量取最大值374m3/min。
(5)按风速进行验算:
15SQmin=15×7.5=112.5m3/min,Qmax=240×7.5=1800m3/min
Q采=360m3/minQ采=360m3/min>Qmin
式中:
S——工作面平均断面积,m2
通过以上验算,风量符合风速验算,工作面的风量取491m3/min
2、管理措施《设施、措施》
1)在308机轨行之间的三采区集中轨道巷安设正反风门各两合。
风门间距不小于5米。
2)风门处墙宽度为750mm,全部采用砖、水泥、沙子结构。
3)当工作面有害气体超出《煤矿安全规程》规定值时,均压系统开启,工作面采用均压通风。
3、通讯系统
308机采工作面溜头、移动变电站、泵站,各安装一台直通地面调度室的生产电话。
308机采工作面通风系统图
308机采工作面通讯系统图
4、通风路线
本工作面采用负压通风
新风路线:
地面→副井→南翼运输大巷→三采区集中轨道巷→308轨道顺槽→回采工作面
乏风路线:
回采工作面→308运输顺槽→三采区集中运输巷→南翼回风巷
→主井主扇地面
二、运煤系统
回采工作面刮板输送机308运输顺槽 刮板输送机、伸缩皮带三采集中运输巷皮带、刮板输送三采区煤仓
三、运料系统
副井电机车牵引矿车南翼运输大巷电机车牵引矿车三采区集中轨道巷调度绞车提升矿车308轨道顺槽调度绞车牵引矿车回采工作面
四、供电系统
1、供电路线
1#路供电线路:
308运输顺槽的伸缩皮带、液压泵站、11.4绞车及回柱绞车由三采区变移动变电站660伏供电。
三采区移动变电站660伏三采集中运输巷660伏308运输顺槽
2#路供电线路:
工作面的采煤机、刮板输送机、由三采区变电所1140伏供电。
三采区移动变电站1140伏308运输顺槽1140伏回采工作面
2、工作面供电系统图(见附图)
.
308机采工作面1140V供电系统图
QBZ-2*80
QBZ-120
风机
2*25KW
QBZ-2*80
煤电钻
1.2KW
KZB—2.5/127V
QBZ-80
QBZ-120
三采变电所
BGP9L—6G
瓦斯传感器
瓦斯传感器
监主机机
控
机
来自
中央变电所
三
采
区
变
电
所
回柱绞车
17KW
二部绞车
11.4KW
一部绞车
11.4KW
KGJ-100
QBZ-80
QBZ-80
QBZ-80
防尘洒水电磁阀
声控传感器
液压泵75KW
液压泵75KW
KGJ-100
KGJ-100
QBZ-120/660
QBZ-120/660
KZS-S型
风电瓦斯电
闭锁
信号线连接调度室监控终端
KBSG—315/6
BKD2—400/660
溜子
40KW
伸缩皮带
2*40KW
检漏继电器JL82
三采区308机采工作面660V供电系统图
五、防尘系统
1、供水管路:
(水源取自副井地面水仓,供水水压为1.98兆帕,出水水压为0.3兆帕)
副井井上水仓Ø50×6-540井底车场Ø50×6-84南翼运输大巷Ø50×6-1200三采区集中轨道巷Ø50×6-800308轨道顺槽Ø25×6-340回采工作面
2、防尘设施:
1)在各溜子的搭接处及转载点设喷头。
2)在运输及轨道顺槽内距工作面60-200米处设隔爆水棚,储水量为200L/m2,随工作面推进后移。
3)在进、回风顺槽内距工作面不大于150米,不小于50米处安设一道风流净化水幕,随工作面推进前移。
六、防火系统
1、防火管路:
防火管路同防尘管路。
2、防火设施:
1)防尘管路每隔50米必须安设一个三通阀,三通阀配一根软管以便能随时灭火。
2)在308轨道、运输顺槽距巷口30米,各安设一道防火门墙。
3)皮带安全保护装置要齐全、完好、可靠。
机头、机尾处、储油点处必须各